采煤工艺设计1-精品.doc

采煤工艺设计专业班级：学生姓名:指导老师：起止时间：2011年12月26日至1月6日目录第一章、采区概况与储量3第二章、矿井的生产能力与服务年限6第三章、巷道布置与生产运输系统8第四章、计算采区风量12第五章、采煤工艺14第六章、巷道断面设计20第七章、安全技术措施23 第一章、采区概况与储量第一节、 地质条件本矿有一层煤，煤层倾角平均为20°，厚度为2.83.2m，平均为3.1,煤层伪顶为铝土质泥岩，直接顶为泥岩，基本顶为沙质泥岩，顶板多数为泥岩。层厚柱状图岩石名称岩性描述2.724.8、沙质泥岩灰白色，块状结构，具水平层理4.35.4-泥岩灰色粘土颜色0.53.4 铝土质泥岩灰深灰色，块状，含植物化石碎片2.83.2煤黑色，块状，油脂光泽。0.53.0 泥岩灰色，块状，含植化碎片第二节、自然地理水平名称一采区名称1采区地面标高30m工作面标高-20m-150m地面相对 位 置井上无河流、铁路经过。走向长度m980倾斜长度m180面积m2176400第三节、煤层的自燃情况该采区无自燃发火倾向分析资料，根据矿井地质报告煤层统计结果显示，很容易自燃发火的1个样，有可能自燃发火的5个样，不自燃发火的11个样。因此该煤层为极易自燃至不自燃发火。第四节、煤层与煤质特征工作面煤层情况表开采煤层1煤层厚度m2.83.2煤层倾角200煤层结构结构复杂硬 度12煤 类气煤可采指数%1变异系数%25%稳定程度稳定煤层情况 描 述根椐勘探及机、风巷揭露煤层情况分析，工作面内煤层含夹矸12层，零星分布1层，厚约0.010.4米，煤层结构复杂。煤层厚度2.83.2米，平均3.1米，煤层稳定，属中厚煤层。本采区煤层一般属中等灰分、高熔灰、低硫中硫、特低磷、高热值及较强粘结性、高挥发分煤。鉴于上述煤质特征，本采区煤可作工业锅炉用煤，洗浮煤可作为炼焦配煤使用。第五节、 瓦斯、煤尘和自然发火情况根据勘探资料，采煤工作面绝对瓦斯涌出量为4.5m/min，相对瓦斯涌出量为1.95m/t，根据2010版煤矿安全规程，该矿属于低瓦斯矿井。煤尘爆炸指数为43.01，属于有煤尘爆炸危险性煤层。第六节、可采储量及可采期6.1 工作面的可采储量计算：Z = LSmK 式中：L采煤工作面倾斜长度，本工作面斜长630m；S采煤工作面走向长度，本工作面走向长度为980m；m采高，本工作面为3.1m；煤的容重，t/m，1号煤为1.5 t/m；K工作面采出率，取95%。则Z = 980×630×3.1×1.5×95% = 2727364.5 (t) = 272.73645(万t)第二章、矿井的生产能力与服务年限第一节、采区生产能力根据本矿的总体情况来看，煤层生产能力及开采技术条件较好，煤层厚度在3.1m左右，地质条件较为简单，适合采用综采工艺。该采区为我矿中长期主力综采线主战场，根据我矿目前主力综采线的实际生产能力及矿井发展的需要，结合矿井其它因数考虑，设计生产能力30万t/年。第二节、矿井工作制度采区生产均采用“三八”工作制度。第三节、采煤工作面落煤损失量按国家标准，薄煤层工作面回收率为97%，采区回收率不低于85%，故落煤损失量为：272.73645×85%×（197%）6.9547794（万吨）第四节、采区设计采出煤量272.736456.9547794=265.7816（万吨）第五节、采区服务年限采区可采储量为265.7816万 t，储量备用系数取1.4，生产能力为30万t/年，所以T= ZkAK=265.7816(30×1.4)6.33年T矿井设计服务年限，aA矿井设计生产能力，万taK矿井资源储量备用系数，矿井设计一般取1.31.5Z矿井可采资源储量，万t第三章、 巷道布置与生产运输系统第一节、采区巷道布置在开采薄及中厚煤层时，将每个煤层单独开采，在煤层或底板岩石内布置一个完整的生产系统。 在采区内通常开掘三条上山：1输送机上山，用于运煤、行人、回风。2轨道上山，用于运料、下放矸石、进风。3条运人和通风上山。从上山向两侧开掘区段平巷，在区段平巷末端开掘切割眼，形成回采工作面。采出的煤经区段运输平巷及输送机上山，运至采区煤仓装车外运。新鲜空气由运输大巷经轨道上山和区段巷道进入工作面；回风由采区回风巷流出。运输及轨道两条岩石上山采用锚喷支护，必要时进行注浆加固；回风及行人两条煤上山采用U29型棚支护并喷浆，防止煤层发火。区段运输平巷为梯形断面，锚杆支护，断面规格为3.O×3.Om,作为本区段运输、行人、通风用；开切眼断面为矩形，单体液压支柱支护，断面规格为1.5（高）×4.0（宽）开采前用支架替换。第二节、生产运输系统2.1运输系统本工作面采用刮板运输机运输。运输上山、主要运输大巷均采用皮带运输机运输。原煤运输路线：采煤工作面区段运输巷运输上山岩石大巷井底车场地面运输设备配备表设备名称规格型号使用地点数量（台）刮板运输机SGZ-730/264采煤工作面1转载机SZB-730/40运输巷1皮带运输机DSP-1063/1000运输巷2材料运输线路：地面井底车场岩石大巷辅助上山上山区段运输巷采煤工作面。2.2排水系统工作面的水排至区段运输巷，经采区辅助上山、采取下部水仓沉淀，经岩石大巷自流至井底车场主水仓，经副井排出地面。要求：1、完善疏排设施，定期清理，保持各巷道水流畅通；2、机电班认真检修，确保水泵正常运转；3、若工作面顶板淋水或淋水较大时，应设专人管理引导水走老塘侧、做水煤分流；4、工作面两端头及巷道低洼处少量积水，可在适当的地点挖水仓，容量：1.5m3，用水泵向外排水，其管理及配电设备要符合煤矿防治水工作条例；5、水流至皮带机头时要严加管理，以防水流入煤眼,煤眼要安置栅栏。6、机风巷各敷设一排4寸排水管路，采用BQK20-40型水泵排水。7、坚持快速、连续正规循环作业，回采期间加强水情监测工作和顶板管理工作。2.3供电系统来自井下中央变电所电源送入采取下部车场的采区变电所，经变电后分别向采煤工作面、运输上山中的皮带运输机、照明等供电，掘进工作面采用“三专”；东西两翼工作面分开供电，供电线路经辅助上山至区段运输巷。每个工作面的割煤机组采用专线单独供电，其他辅助设备另设一条供电线路。2.4通风系统（一）通风线路本工作面采用U型通风方式，风流经过的具体路线为：井底车场->岩石大巷->采区车场->辅助上山->区段运输巷->采煤工作面->区段性回风平巷->回风大巷->回风石门->风井->地面（二）通风、瓦斯监测在工作面回风巷内安设正反风门各两道监测线路：地面中心分站->分站（安装在采区下部车场的新鲜风流中）->各点探头监控探头布置统计表探头编号安 装 地 点报警浓度断电浓度复电浓度备 注T1运输巷距工作面下窗口<5m处0.5%0.5%0.5%瓦斯探头T2工作面上隅角处1.0%1.0%1.0%瓦斯探头T3工作面上隅至回风巷1015m处1.0%1.0%1.0%瓦斯探头T4回风巷内距出风口30m处1.0%1.0%1.0%瓦斯探头T5工作面上隅角处24 ppm24 ppm 24 ppm一氧化碳T6工作面回风巷风门内24 ppm24 ppm 24 ppm一氧化碳T7工作面出风口至回风巷30m处最高4m/s，最低0.25m/s风 速2.5照明及通讯系统 (一)、照明系统各石门及运输巷转载点分别安设防爆照明。 (二)、通讯系统、通讯路线在地面调度室安设HS262T-20数字程控生产调度交换机1台，容量20门，主要供井下各工作地点通讯使用。地面调度室->井底车场->岩石大巷->采区下部车场->采区辅助上山->运输巷液压泵站处。2.6管路系统该工作面煤层为易自燃发火煤层，采空区进行灌浆充填。灌浆和消防管路：地面->副井->井底车场->岩石大巷->采区运输上山->工作面运输巷、回风巷。液压管路：工作面移动泵站（安设在区段运输中）->联络巷->运输顺槽->工作面->采煤工作面风巷。压风管路：地面集中压风站->副井->井底车场->岩石大巷->采区辅助上山->工作面运输巷、回风巷。第四章、计算采区风量第一节、 确定工作面风量（一）、风量计算1、按瓦斯涌出量计算Q=100×q×k =100×（3.73÷60）×1.5=9.3m/min式中：Q为采煤工作面所需风量，m /min；q工作面绝对瓦斯涌出量，m/min；K工作面通风不确定系数，取1.5。2、按工作面温度计算Q=60×V×S×K=60×1.3×5.25×1.0=409.5 m/min式中：Q为采煤工作面所需风量，m/min；V工作面适宜风速，m/s ；S工作面平均断面积，5.25m2；K工作面通风不确定系数，取1.0。（二）、风速验算1、按最低风速验算Q>60×0.25×S=60×0.25×5.25=78.75 m3/min式中：S工作面平均断面积，5.25m22、按最高风速算验Q<60×4×S=60×4×5.25=1260 m3/min通过验算可以看出：78.75<Q（409.5）<1260 m3/min（三）、根据上述原则确定工作面实际需风量为409 m3/min（取整）。第五章、 采煤工艺第一节、采煤工艺随着社会的发展和进步，各行各业都在采用新技术、新工艺，而在煤炭行业中，综合机械化采煤能够提高劳动生产率和产量；本采区开采的煤层厚度为8293m，属厚煤层，倾角为平均20°，为缓倾斜煤层，直接顶板为砂质页岩，较坚硬，适宜割煤机割煤、自移式液压支架进行支护，进行一体化作业；从安全角度看，用自移式液压支架支护顶板更能够有效地保证采煤工作面人员和设备的安全。根据本采区的地质构造、煤层赋存条件等因素，所以本采煤工作面的采煤工艺选用综合机械化采煤。二 采煤工艺1破煤采区中各采煤工作面采用双滚筒采煤机破煤，根据采煤机最小设计生产率决定采煤机的牵引速度：V= Q/(K60HB)=400/(0.7×60×3.1×1.36×0.6) =3.8米/分式中：V表示采煤机牵引速度，米/分；H，B，表示工作面的采高、截深和煤的密度； Q采煤工作面最小设计生产率，t/h； K修正系数，此处取0.7。采煤机的牵引速度取5.5m/min。其采煤机的型号为：MG2×200W，设计功率为400Kw，滚筒直径为1.8m，牵引力为360KN，牵引速度为5.5m/min，截深为0.60m，进刀方式采用斜切式进刀，截割方式为上下行均割煤，一次采全高，往返一次共进两刀，循环进尺为1.20m。 2装煤工作面采用SGZ-730/264X型刮板运输机装煤，输送能力为600t/h，电动机功率为132×2Kw，设计长度为200m，滚筒割落的煤主要靠滚筒上螺旋叶片的旋转将煤推入溜槽，另在滚筒后增设有挡煤板，其余少量浮煤由人工清理。3运煤采煤工作面采用SGZ-730/264型刮板运输机运煤，输送能力为600t/h，功率为132×2Kw，设计长度为200m；确定采煤工作面输送机的运输能力：Q运=K1K2Q采 =0.7×1.1×600=462吨/小时式中：Q运：采煤工作面的运输能力，吨/小时； K1：运输方向及倾角系数，此处为0.7； K2：采煤机与输送机同向运转时的修正系数，K2=V运/（V运-V机）=1.1； Q采：采煤机的设计小时生产能力（60采高容重设计速度），吨/小时； V运：输送机的链速，米/分； V机：采煤机的平均牵引速度，米/分；运输巷的输送机能力应大于采煤工作面的输送机能力，B= =600/(458×1×2×0.85)B=770mm<800mm满足要求。式中： Q运：采煤工作面的运输能力；t/h；K:断面系数, K=458;C :倾角系数 K=1；V：皮带机的平均牵引速度，V=2 m/s；a：煤层松散容重，吨/米 =0.85；用SZB-730/40，40KW型转载机转入采面运输巷可伸缩皮带运输机DSP-1063/1000, 125KW, 2台,输送量630t/h、带速2m/s。4工作面支护采煤工作面的伪顶为00.12m的铝土质泥岩，直接顶和基本顶为20m的泥岩及砂质泥岩根据分类，该顶板应为类1级，可选择掩护式液压支架。液压支架的选型如下：P=（68）mScos=（68）×3.1×2.3×cos20 =39.752.9吨/米2=0.390.53Mpa式中：P：支架承受的荷载； m：采高，米。本工作面为3.1米； ：顶板岩石容重，吨/米3。本面取2.5； ：煤层倾角，度。本面为20度。工作面支护方式采用ZY3200/20/35型掩护式液压支架支护顶板。支架高度为2m3.5m，工作阻力为3200KN，初撑力为1950KN，支护强度为0.671Mpa，拉架力为123/369KN，移架步距为0.6m，为单伸缩式。机头机巷支架梁头与采面1#架的间距和回风巷与133#液压支架间距大于0.5m时，必须用4.4m梁配合DZ25-25/100型单体液压支柱“一梁四柱”成对交替迈步前移支护控顶。5采空区处理工作面采空区顶板管理采用全部垮落法。六 落煤方式：机组落煤。1、割煤方式：双向往返割煤2、进刀方式：端部斜切进刀3、进刀过程：A、采煤机在输送机机头或机尾，沿输送机弯曲段牵引切入煤壁，直至后滚筒全部进入煤壁为止；B、将输送机机头或机尾推近煤壁；C、升后滚筒降前滚筒，返回装载浮煤并割下（上）端头三角煤至输送机机头（尾）； D、再次调整采煤机换上、下滚筒，上（下）行正常割煤，直至另一端。采煤机进刀方式示意图 图A 斜切进刀图B 抵机头部分图C 回刀图D 上行割煤 第六章、巷道断面设计第一节、选择巷道断面形状本矿采用600毫米轨距双轨运输的大巷，其净宽在3米以上，又穿过中等稳定的岩层，故选用钢筋砂浆锚杆与喷射混凝土支护，半圆拱形断面。第二节、确定巷道断面尺寸1确定巷道净宽度根据查表可知，ZK76/250电机车宽A1=1060mm，高H=1550mm;1.5吨矿车宽1050mm，高1150mm。选较大的电机车宽A1=1060mm,高H=1550mm.根据煤矿安全规程并参照标准设计，取巷道人行道宽C=840mm,非人行道一侧宽a=400mm.又查表可知本巷双轨直线段，中线距b=1200mm，则两机车之间的距离为：1200-（1060/2+1060/2）=140mm<200mm,应取中线距b=1300mm。故巷道净宽度B=（400+1060/2）+1300+（1060/2+840） =930+1300+1370=3600mm2确定巷道高度半圆拱形巷道拱高H=B/2=3600/2=1800mm3确定巷道壁高（1） 按架线电机车导电弓子要求确定h，由公式可知电机车高度h=2000mm；道床总高度h=360mm;道渣高度hb=200mm。导电弓子距拱壁安全间距取n=300mm;导电弓子宽度之半K=300mm;轨道中线与巷道中线间距b1=870mm（2） 按管道装设要求确定 按电弓子距管子距离的要求h渣面至管子底高度取1800mmh1管子悬吊件总高度取900mmM导电弓子间距取300mmD压气管直径取200mmB2轨道中线与巷道中线间距取430mm按电机车距管子距离的要求A1电机车最大宽度1060mmM1电机车距管子安全距离取200mm综上所述，本巷道壁高取1800mm。则巷道净高度H=1800-200+1800=3400mm4确定巷道净断面S和净周长P净断面积S=B（0.39B+h2）式中H2渣面以上巷道壁高，得1600mm所以S=3600（0.39×3600+1600）=10814400mm2P=2.57B+2h2=2.57×3.6+2×1.6=12.5m5用风速校核净断面积查表得知Vm=8m/s;已知通过大巷风量Q=28M3/s由V=Q/S=28/10.8=2.56m/s<8m/s设计的大巷断面积，风速没有超标，可以使用。（附图）巷 道 特 征围岩类别断面，m2设计掘进尺寸mm喷射厚度mm锚杆，mm净周长m净设计掘进宽B1高H1型式外露长度排列方式间排距锚深直径10.211.738003500100钢筋砂浆50矩形80016001412.1每米巷道工程量及材料消耗围岩类别计算掘进工程量 m3锚杆数量(根)材料消耗量粉刷面积m2喷射材料m3锚杆托板钢丝网kg/m2巷道墙脚钢筋kg木(根)注沙浆m3铁kg木(块)12.40.0414.00.9327.950.0298.53计算锚杆消耗量的周长：P1=1.57B2+2h3=1.57×3.95+2×1.6=9.40m4锚杆间距：D=0.8m5每米巷道锚杆数：N=根6每米巷道喷射混凝土：V=1.57(B2-T1)Tl+2h3Tl =1.57(3.95-0.1)0.1+2×1.6×0.1=0.93m3。7每米巷道锚杆消耗：G=Ng式中 g每根锚杆重量，根据钢筋14mm，长1.65m，g=1.997kg，故G=14×1.997=27.95kg8每米巷道锚孔注砂浆量：V4=NL式中 为锚杆孔注砂截面积，约0.0013m2。故V4=14×1.6×0.0013=0.029m3。9每米巷道粉刷面积：Sn=1.57B+2h2=l.57×3.6+2×1.42=8.5m2（六）水沟断面选择按巷道通过的水量100m3h，石门坡度3，查表8-17可选用2号水沟，其规格：净宽B=400mm；深H=400mm；净断面0.160m2；掘进断面0.203m2。第七章、安全技术措施第一节、一般要求 1、由队长组织，技术员贯彻、讲解本作业规程，全体员工（含管理人员）必须认真学习，并经考试合格后方能上岗，未经学习考试或考试不合格者，严禁上岗。2、严格规程措施的贯彻实施，加强队干现场值班，严格执行班前会制度、交接班制度、一班三汇报制度、质量安全动态检查及班评估制度、材料跟踪管理制度和机电设备维修保养制度。3、严格执行安全学习制度、敲帮问顶制度、巷道维护修复制度、瓦斯煤尘管理制度和机电设备安全运行制度。第二节、顶板管理措施1 控顶距的规定根据液压支架及采煤机截深计算W1651面液压支架的最小控顶距为3.2m，最大控顶距为3.8m。第三节、生产组织安全保障：1、生产协调指挥的专业部门是调度室，调度室对该面的安全生产作重点调度，使该面安全生产工作有条不紊。2、在生产过程中的，调度室要及时传达和落实处理上级领导的各种指令、指示，做到上情下达，并同时对该面生产生产信息向有关部门领导及时汇报。第四节、灾害应急及避灾路线工作面发生灾害事故，工作面所有人员必须听从当班班长和值班队长的统一指挥，沉着冷静、快速地沿避灾路线撤到安全地点，随后要及时清点人数，并将事故性质、地点、危害程度、人员伤亡等情况向矿调度室汇报。1、工作面发生顶板事故，人员就近撤到安全地点，待顶板稳定后及时组织人员抢救。2、工作面发生穿水事故避灾路线工作面回风上山回风石门回风大巷风井。3、工作面发生瓦斯、煤尘爆炸或突出、火灾、皮带燃烧事故避灾路线工作面运输巷辅助上山采区车场岩石大巷井底车场地面或利用就近的压风自救器及随身配带的压氧（化学氧）自救器避